大采高綜放工作面仰斜開采端面煤巖穩定性數值模擬研究及控制技術

張 晉

(山西焦煤集團公司 西山煤電官地煤礦，太原 030000)

采煤工作面隨采高增加，煤壁穩定性變弱，易發生煤壁片幫及端面冒頂現象，致使頂板條件惡化、沿線支架受力不均，給礦井實現安全高效生產制造了困難[1]。因此，有必要對大采高綜放工作面煤壁穩定性影響因素進行分析探討，才能針對性地對工作面煤壁片幫失穩和端面冒頂采取有效的控制措施。官地礦中四區8#煤層賦存傾角較大，為2°～ 23°，仰斜綜放開采工作面會出現支架圍巖穩定性降低、片幫加劇、頂板管理困難、發生架前垮冒等一系列問題[2-4]。因此，在含夾矸厚煤層仰斜大采高綜放工作面生產中，考慮仰采角度這一重要因素對工作面煤壁穩定性的影響，對于煤壁片幫和端面冒頂的研究具有重要意義。

1 工作面工程概況

官地礦28418工作面采用走向長壁后退式大采高綜采放頂煤采煤法，全部垮落法處理采空區，雙滾筒采煤機割煤裝煤，液壓支架支護頂板。工作面實際采高3.5 m，頂煤厚度4.8 m,采放比為1.00∶1.37，小于1：3。工作面選用ZF8200/20/40型高產高效可靠性較好的大采高放頂煤液壓支架。工作面整體呈褶皺構造，西北側向斜構造，軸向76°，兩翼傾角3°～ 20°，平均12°，距底板3.0～3.2 m發育一層厚0.20～1.55 m的炭質泥巖夾矸。

2 工作面現場實測分析

2.1 片幫冒頂現場觀測方案

1)觀測目的。實測含夾矸仰斜開采大采高綜放面端面煤壁片幫和頂板冒落規律，為有效控制煤壁的穩定性，減少影響生產的冒頂事故，確保工作面的安全生產提供依據。

2)觀測內容。28418工作面煤壁片幫及端面冒頂狀態。

3)觀測儀器。測桿、鋼卷尺若干。

4)觀測方法。在準備班進行工作面的片幫冒頂狀態觀測，在發生煤壁片幫或端面冒頂的地方用鋼卷尺和測桿測量，如圖1所示的a、b、c、d、h等頂煤破壞參數[5]。

圖1 片幫冒頂觀測參數示意圖Fig.1 Observational parameters of rib spalling and roof falling

2.2 現場片幫冒頂情況

28418工作面自開采以來，受夾矸、大傾角等因素影響，多次出現煤壁片幫和大范圍持續冒頂事故，給安全生產帶來嚴重隱患。通過現場實測統計，工作面冒頂主要集中在切眼外70～350 m的范圍內，該區域內夾矸層厚度0.8～1.6 m，煤層傾角12°～ 18°。28418工作面發生影響較大的冒頂事故有3次：一次是13 d推進8.9 m(該區域夾矸層厚度0.6～1.6 m)，一次是17 d推進7.6 m(該區域夾矸層厚度0.6～1.3 m)，一次是11 d推進14.9 m(該區域夾矸層厚度0.9～1.0 m)。期間，煤壁片幫的最大深度達3 m左右。

工作面冒頂時，礦壓顯現均有不同程度的明顯增大，主要表現為端面頂板易于破碎、煤壁片幫增大、安全閥開啟率增多、支架下縮量增大等礦壓現象。工作面片幫冒頂現場實拍照片如圖2所示。

(a)含夾矸工作面端面冒頂

(b)煤壁片幫圖2 片幫冒頂現場照片Fig.2 Rib spalling and roof falling scenes

表1統計了28418工作面觀測期間的煤壁片幫數據，其中，片幫位置是指片幫的最大深度距離工作面底板的距離。表2統計了28418工作面冒頂事故的發生時間、位置、影響區域及影響程度。

表1 煤壁片幫數據統計Table 1 Rib spalling and roof falling data

表2 工作面冒頂數據Table 2 Roof falling data

由現場實測得知，在檢修期間,工作面停機時間長則容易發生煤壁片幫。由于夾矸的賦存層位影響，該工作面的片幫處于3 m左右的位置，位于工作面上部，片幫深度約2 m，片幫寬度約7 m，片幫高度最大為3.4 m。可見煤壁片幫的寬度尺寸遠大于其高度尺寸。該現象是由于受工作面煤體的空間尺寸效應影響出現的，且沿工作面的傾向，煤層高度相同的各點位發生片幫的概率相近，煤壁在一處片幫后極易誘發相鄰部位的煤壁接續片幫，造成片幫煤體的寬度尺寸一般要大于其高度尺寸。

現場實測發現，現場煤壁片幫的形式以剪切破壞為主，偶爾有拉裂破壞，且冒頂和片幫在時間和空間上是伴隨發生的，其相互影響十分緊密。該工作面的頂板周期來壓步距估算為15～25 m，平均17.1 m，初始來壓步距約為56.5 m，來壓呈大小交替，每隔3～5次較小的周期來壓會出現一次較大的來壓。

3 仰斜開采工作面端面穩定性模擬分析

3.1 數值計算模型的建立

本次選用UDEC(全名Universal Distinct Element Code)數值模擬軟件進行模擬，該軟件是一種基于離散元法的計算分析程序，其具有復雜接觸力學行為的運動機制描述和分析精度為模擬提供了基本的技術保障，可以滿足工程行業范圍內的常規、超常規工程問題的需求。

1)根據官地煤礦28418含夾矸仰采綜放工作面的地質條件和生產技術條件，考慮到計算需要，設計仰斜綜放計算模型模擬開釆深度為428 m,模型長×高=70 m×42 m,模擬煤層賦存傾角分別為10°、20°、25°。模型的直接頂粉砂巖厚度為2 m,老頂細砂巖厚度為22 m,偽底泥巖厚度為0.3 m，直接底粉砂巖厚度為5 m,老底中細砂巖互層厚度為11 m。建立如圖3所示的數值模擬模型，各巖層內塊體的大小和節理的劃分方式如表3所示。

圖3 數值模型Fig.3 Numerical simulation model

表3 模型內巖層巖性及節理劃分Table 3 Lithology and joint division of strata in the model

下面為本數值模擬計算模型的邊界條件。

上部邊界條件：上部為應力邊界，與工作面埋深(h)有關。為便于研究，將上邊界的載荷簡化為均布載荷，即：

q=∑γh=25 000×428×10-6=10.7(MPa).

式中：q為上邊界的載荷，MPa;γ為容重，取25 kN/m3;h為工作面埋深,m。

下部邊界條件：下部邊界為底板，簡化為位移邊界，在y方向為固定-鉸支座，即yvel=0。

兩側邊界條件：模型的左右兩側均為實體煤巖體，簡化為位移邊界條件，x方向為固定-鉸支座，即xvel=0。

2)模型的力學參數和本構關系。采用Mohr-Coulomb本構模型進行模擬計算，通過對官地煤礦28418工作面現場取樣,實驗室力學參數測試,最終確定出合理的巖體物理力學參數,如表4和表5所示。

表4 煤巖層力學參數Table 4 Mechanical parameters of coal and rock strata

表5 煤巖層節理面力學參數Table 5 Mechanical parameters of joint surface of coal and rock strata

3)數值模擬方案。支架初撐力設置為6 560 kN，在夾矸厚度為0.5 m且其賦存距煤層底板3.0 m的條件下，變化工作面的仰采角度為10°、20°、25°，分析在三種不同的仰采角的條件下，含夾矸仰采大采高綜放工作面煤壁和端面頂板的失穩規律。

3.2 仰采角度對煤壁片幫及端面頂煤穩定性的影響規律

仰采綜放工作面頂板受仰斜角度的影響，其自身重力和支撐壓力會沿層面產生一個指向采空區側的分力。這個分力將促使頂煤向采空區滑動,同時，在這個分力的作用下頂煤更容易出現裂隙，變得更加破碎，同時減弱了端面煤巖的穩定性，導致頂板管理困難[2]。

3.2.1 工作面煤壁位移矢量

圖4為不同仰采角度時的工作面煤壁位移矢量圖。

圖4 工作面煤壁位移矢量圖Fig.4 Displacement vector of coal wall in working face

由圖4可知，當仰采角為10°時，煤壁最大外移量270 mm；當仰采角為20°時，煤壁最大外移量630 mm；當仰采角為25°時，煤壁最大外移量為870 mm。隨仰采角度增大，煤壁向采空區方向的位移矢量增加。

3.2.2工作面端面塑性區的分布狀態

圖5所示為不同仰采角度時工作面端面塑性區分布狀態。

由圖5可知，隨仰采角度變大，工作面煤壁和頂煤中塑性區范圍不斷增加，端面煤巖的破壞程度加劇，塑性破壞區面積不斷向煤壁內層擴大，導致工作面頂板的破壞區域增大，頂板管理困難。

圖5 工作面端面塑性區分布Fig.5 Plastic zone distribution of working face

隨仰采角度增加，頂板下沉量增加，頂煤的移動、變形、破碎程度也逐漸增加。明在相同的支護條件下，隨著工作面仰采角度的增加，采動應力朝采空區側的分力增加，致使工作面端面煤巖體變形,裂隙隨仰采角的增加而更加發育，端面頂板隨仰采角的增加而更具有冒落傾向。

研究煤壁片幫的重要基礎之一就是煤壁前方煤體塑性區的范圍,從現有統計來看，煤壁的破壞程度隨仰采角度的變化相對明顯。仰采角10°時，煤壁破壞深度為2 m，處于相對穩定狀態；仰采角20°時，煤壁3 m內為塑性區，破壞深度最大值為3 m，煤壁已經失穩；當仰采角為25°時，煤壁4 m內為塑性區，破壞深度最大值為4 m，煤壁嚴重失穩。

3.2.3工作面端面頂煤內垂直應力分布狀態

圖6所示為不同仰采角度時工作面端面頂煤內垂直應力分布狀態。

圖6 工作面端面垂直應力分布Fig.6 Vertical stress distribution of working face

由圖6可知，隨工作面仰采角度變大，超前支承壓力峰值和應力集中系數明顯增加。

端面頂板下沉量、煤壁塑性區范圍、支承壓力峰值及其超前距離與仰采角之間的關系如表6和圖7所示。

圖7 工作面端面參數與仰采角的關系Fig.7 The relationship between working face parameters and upward mining angle

表6 模擬結果Table 6 Simulation results

隨仰采角度增大,塑性區范圍和應力集中系數等有顯著增加，煤體自重和頂板壓力向采空區側的分力也隨之增加,煤體受到的拉力也大幅增加,煤壁的破壞程度和深度隨之增加，煤體穩定性進一步惡化。

3.3 數值模擬結論

當模擬的仰采角變大時，因端面圍巖壓力朝采空區側的分力值增加，所以相同支護條件下，工作面端面頂板穩定性變差，頂板管理更加困難。隨仰采角變大，煤壁逐漸失穩,煤壁塑性區范圍和煤壁位移量也隨之增加,當工作面仰采角度大于20°時，煤壁的片幫深度會隨著工作面仰采角度的增大而迅速增大。所以，當煤層傾角大于20°時不適合采用仰斜綜放開采。

4 仰采綜放工作面端面穩定性控制措施

4.1 合理的仰采綜放工作面回采工藝

1)要合理控制采高，嚴禁超高回采。降低煤壁高度有助于提高煤壁穩定性。

2)要保證割煤工程質量,采煤機割煤時要跟頂跟底。頂梁上方松軟頂煤出現的主要原因就是頂板被割成臺階狀。割煤留傘檐、丟底煤,會導致推移刮板輸送機和拉移沿線液壓支架變得困難,難以實現快速移架,使頂板管理困難[6]。

3)作業過程中支架工與采煤機司機必須密切配合。仰采割煤過程中，采煤機機前滾筒割過，須有一名支架工立即伸出伸縮梁，滯后采煤機后滾筒3個架及時追機移架。若移架后煤壁端面距大于340 mm，及時伸出伸縮梁護頂。

4)遇頂板破碎、構造影響區域，嚴禁放煤作業，并且要及時超前拉架護頂護幫。

4.2 加強沿線支護管理

支架的支護質量直接影響到工作面端面頂板和煤壁的穩定性。所以，在回采過程中要確保以下四點。

1)加強檢修，確保支架的完好性。嚴格按照操作規程使用、維護和檢修液壓支架[7]。

2)確保支架的初撐力不低于6 560 kN，支架接頂嚴實護幫牢靠。

3)沿線支架的俯仰角不可超出規定。通過現場實測分析和相關資料得知,28418綜放工作面使用的ZF8200型支架的最佳工作狀態是當仰角小于7°時。

4)擦頂帶壓移架，特別是頂煤較破碎區域嚴禁降架后卸載移架,在移支架時，一邊收前伸縮梁一邊帶輕載移架。

5 結論

工作面仰采角變大時，由于工作面端面圍巖壓力沿工作面推進方向的分力增加，在相同的支護條件下，工作面端面頂板穩定性較差，頂板管理愈加困難。煤壁的穩定性也隨仰采角的增加變差,煤壁塑性區范圍和煤壁位移量也隨之增加,當工作面仰采角度大于20°，煤壁的片幫深度會隨著工作面仰采角度的增大而迅速增大,所以，當煤層傾角大于20°時不適合采用仰斜綜放開采。